矿井沿空掘巷巷旁爆破切顶卸压研究

李铁良

(潞安集团 安全仪器测试中心，长治 襄垣 046204)

1 工程概况

1902 N回风巷处在9号煤层，煤层厚度2.7～4.5 m. 9煤中有一层夹矸，平均厚度为0.18 m. 9煤顶板为致密浅灰色砂岩，厚度为2.0 m，灰砂岩上层为黑色砂质泥岩，斜层理构造，厚0～7.09 m；9煤底板为砂质泥岩，平均厚度3.8 m.

1902 N回风巷在巷道施工过程中，煤层倾角小于25°时采用梯形断面，煤层倾角大于25°时采用切圆拱断面。顶板及巷道两帮采用锚网带支护，采用d20 mm×2 000 mm的全螺纹钢等强锚杆配“W”钢带支护，锚杆间排距1 100 mm×1 200 mm；两帮锚杆间排距为1 200 mm×1 200 mm，塑钢复合网规格为50 mm×50 mm.

巷道顶板破碎时，每隔3 m在巷道顶板正中施工1根锚索加强支护，锚索规格为d17.8 mm×6 200 mm，锚索打在顶板两钢带中间。

1903 N回风巷在掘进期间出现严重变形，多处地段钢带出现严重折弯变形，顶板有泥岩处出现较大的泥岩网兜。工作面回采期间，巷道变形加剧，由于顶板厚而坚，具有顶板冲击垮落倾向，据现场观测，顶底板移近量最大达1 200 mm，影响范围达到工作面前方300 m. 受采空区动压影响的1902 N回风巷典型变形图见图1.

图1 受采空区动压影响的1902 N回风巷典型变形图

2 切顶卸压爆破参数的确定

切顶卸压爆破属于深孔爆破，对于深孔爆破，需确定的爆破参数主要有：钻孔深度、装药量、炮孔间距、装药结构和炮孔阻塞长度等。

2.1 孔深的确定

切顶卸压爆破钻孔垂深应根据工作面顶板垮落带高度确定，一般条件下等于垮落带高度。为了便于装药，炮眼垂深17 m时，按照22 m、28 m、34 m深炮眼为一组循环布置。

2.2 钻孔装药量的确定

炮孔内的炸药量是确保炮孔产生裂隙贯通的重要条件，炸药量太多，对巷道围岩影响较大，顶板破碎严重，不利于支护；炸药量太少，不足以保证炮孔间裂隙的贯通。炮孔炸药量可按下式算得：

(1)

(2)

式中：

KB—在体积应力下岩石的抗压强度系数，取10；

RC—岩石的单轴抗压强度，MPa；

ρ0—钻孔装药密度，kg·m-3；

D—炸药的爆速，m·s1；

db—钻孔直径，m；

dc—装药直径，m；

l—钻孔深度，m：

le—钻孔装药系数。

2.3 炮孔间距

炮眼间距关系到切顶时爆生裂隙是否能够贯穿，直接影响巷道的卸压效果。目前，深孔爆破炮眼间距的计算方法是从断裂力学的角度进行考虑，可求得卸压爆破的炮孔间距的近似表达式：

a=Kr0f1/3

(3)

式中：

f—岩石的普氏系数；

r0—炮孔半径，mm；

K—调整参数，一般取值范围为10～15，f越大，K的值越大。

2.4 合理的阻塞长度

由于采用正向起爆方式，堵塞处于爆轰传播的反方向，所受的压力远小于爆轰波的峰值压力，堵塞所受到的压力近似的计算可以采用炸药爆轰的准静压。准静压对堵塞产生一个向外的推力F：

(4)

式中：

d0—炮孔直径，mm，取89；

Pt—爆轰峰值压力，GPa.

堵塞在爆轰气体的准静态压力下产生的摩擦力可用下式表达：

(5)

其中，f(l)为堵塞和孔壁之间单位面积上的摩擦力，等效于抗剪强度。由于爆轰作用，在靠近雷管的堵塞端的摩擦力最大，最大值为f0，在自由面初的摩擦力最小，最小为0. 对f(l)进行线性拟合可得图2.

图2 卸压爆破堵塞摩擦力f(l)示意图

由图2可知：f(l)近似的等于f0/2，那么堵塞在爆轰气体的准静压下产生的摩擦力可用下式表达：

(6)

式中，L为封孔长度。为了防止堵塞被爆轰波推出，爆轰产生的推力要小于堵塞与孔壁间的总摩擦力。将公式(5)和(6)联立，可知：

(7)

此时是堵塞长度的临界值，根据公式(7)，可知L为：

(8)

在不耦合条件下，由于炸药间间隙的存在，能量耗散较大，此时爆生气体压力峰值为Pn:

(9)

式中：

d—药卷的直径，mm：

v0—药卷体积，mm3；

va—炮孔体积，mm3；

联立公式(8)和(9)，可得不耦合装药时堵塞长度为：

(10)

3 实施方案

3.1 炮眼垂深

通过现场工作面采空区顶板实际垮落高度并结合论计算的顶板垮落高度，布置最大炮眼垂深17 m.

3.2 炮眼布置

炮眼布置在1902 N运输巷顶板，超前工作面30 m进行炮眼的布置和装药工作，切顶卸压试验长度80 m. 炮眼呈“一”字型分布，距1902 N运输巷实体煤帮l m，炮眼直径89 mm，炮眼间距4 000 mm，炮眼朝采空区方向并与水平方向成30°夹角，炮眼数量21个。炮眼垂深17 m时，按照22 m、28 m、34 m深炮眼为一组循环布置。炮眼布置见图3.

图3 炮眼布置示意图

3.3 巷旁切顶卸压实施时间

切顶工作可超前工作面或者待炮眼进入采空区后进行，若巷道顶板完整性较好，可提前进行放炮工作，若顶板爆破后容易垮落，应在炮眼进入采空区后起爆。

4 切顶卸压效果分析

对1903 N切顶卸压试验段进行切顶卸压效果观测，主要观测内容有锚杆受力观测、巷道围岩位移观测和巷道宏观矿压显现3项内容。

4.1 锚杆受力

1903 N回风巷切顶卸压试验段共布置1个测站2个断面。观测118 d锚杆受力(锚固力)变化情况，见图4和图5.

图4 1903 N回风巷断面1锚杆锚固力变化情况图

图5 1903 N回风巷断面2锚杆锚固力变化情况图

1) 断面1.

a) 沿空帮锚杆：初始锚固力4.3 kN. 锚固力基本呈逐渐上升的趋势，至观测结束锚杆锚固力上升至138.3 kN.

b) 顶板西锚杆：初始锚固力0.9 kN. 锚杆锚固力基本呈现上升的趋势，锚杆锚固力最大142.1 kN.

c) 顶板东锚杆：初始锚固力46.3 kN, 之后锚固力逐渐下降，于9～10日降为0 kN，12～16日锚杆锚固力开始逐渐上升，但锚固力较低。

d) 实体煤帮锚杆：初始锚固力0.9 kN. 正常生产期间锚固力基本稳定在20 kN左右。

2) 断面2.

a) 沿空帮锚杆：初始锚固力19.1 kN. 正常生产期间锚固力基本稳定在27.7 kN左右。

b) 顶板西锚杆：初始锚固力15.6 kN. 正常生产期间锚固力基本稳定在12 kN左右。

c) 顶板东锚杆：初始锚固力19.1 kN. 锚固力于9～27日出现一次峰值，之后逐渐下降，最后锚固力稳定在15.8 kN左右。

d) 实体煤帮锚杆：初始锚固力15.6 kN. 正常生产期间锚固力基本稳定在10 kN左右。

4.2 围岩位移

2个观测断面钻孔基点位移变化见图6，7.

图6 1903 N回风巷断面1巷道围岩位移情况图

图7 1903 N回风巷断面2巷道围岩位移情况图

1) 断面1.

位移监测仪深基点深7 m，浅基点深2 m，自9月9日开始观测至12月23日共观测108 d. 深基点相对孔口(巷帮表面)位移12 mm，浅基点相对位移2 mm(深基点值小于浅基点值为允许误差)。由此知，围岩位移主要发生在浅层2～7 m，围岩位移为10 mm.

2) 断面2.

位移监测仪深基点深7 m，浅基点深2 m. 8月29日—12月26日观测共119 d. 深基点相对位移7 mm，浅层相对位移3 mm. 测站二围岩位移量相对较小。

4.3 宏观矿压显现

由于1903 N工作面与1902 N工作面之间留设10 m煤柱(1902 N回风巷此前留设6 m煤柱)，1903 N回风巷整体变形量较1902 N回风巷有所变小。1903 N回风巷没有进行切顶卸压试验段巷道变形量较试验段变形量大，巷道平均顶底板移近量129 mm，两帮移近量133 mm，顶板多处地段出现冒顶。通过巷旁切顶卸压，1903 N回风巷位于试验段的巷道整体无明显变形，巷道顶底板移近量40 mm，减少68.9%，两帮移近量55 mm，减少58.6%，没有出现1902 N回风巷巷帮整体向巷道方向位移的现象。

5 结 论

根据深孔爆破已取得的相关研究成果，并结合1903 N巷道布置的具体情况，可得以下主要结论：

1) 对1902 N运输巷开展切顶卸压技术研究，切顶卸压炮孔垂深17 m. 切顶工作可超前工作面或者待炮眼进入采空区滞后进行，若巷道顶板完整性较好，可提前进行放炮工作，若顶板爆破后容易垮落，应在炮眼进入采空区后起爆。

2) 与受动压影响的1902 N回风巷相比，1903 N回风巷在切顶卸压后锚杆支护效果明显改善。与未切顶段巷道平均顶底板移近量129 mm，两帮移近量133 mm相比，切顶试验段顶底板移近量40 mm，两帮移近量55 mm，相对减少了68.9%和58.6%.

3) 通过对与1903 N回风巷相对应的1902 N运输巷进行巷旁切顶卸压试验，1903 N回风巷切顶试验处巷道变形量明显减小。锚杆工作时锚固力基本稳定，没有出现大幅度减小和增大的情况。